Sur da铜矿无底柱分段崩落法结构参数优化

 吴雪莉1，郑建明1,2，任凤玉2，周  潇3

（1．吉林化工学院信息与控制工程学院，吉林吉林132022;2．东北大学资源与土木工程学院，辽宁沈阳110004;3．吉林市吉化九中，吉林吉林132022）

摘要：Surda铜矿为印度铜业公司的一个地下开采矿山，建设规模为42×104 t/a。为适应市场需求，矿山欲将建设规模提升至90×104 t/a，而目前矿山所采用的无底柱分段崩落法采场结构参数无法满足建设规模要求，通过对现有采矿方法的采场结构参数进行优化，在充分发挥现有生产设备能力的同时，采用高分段、大间距参数布置及合理的崩矿步距，结合大断面出矿，单次崩矿量提高94%，爆破次数减少50%，提高了通风效果，降低了局扇风机能耗，矿石回收率提高9%，提高矿山经济效益1.5亿元以上。

关键词：无底柱分段崩落法；高分段；优化；大断面

中图分类号：TD862 文章编号：1004-4051(2016)06-0088-03

 Surda铜矿是印度铜业公司唯一的一个处于生产阶段的地下开采矿山，矿区面积388. 68hm2，位于印度东海岸的贾坎德邦，矿山距离Howrah-Bombay主要运输线上的Ghatsila火车站约11km，距离印度铜业公司的Moubhandar冶炼厂约6km，矿山与Kolkata有柏油路相通。地理坐标为东经86026’04’’，北纬22035’17’’。

 矿区岩层主要为前寒武纪变质沉积岩和变质火山岩，主要有属于Chaibasa层的含石榴子石的云母片岩，石英，石英蓝晶石片岩等，此岩层下面为Dhanjori组的弱变质基性火山岩和石英岩，岩层走向北西150，倾向北东。

 Surda铜矿资源储量约为1466万t，平均地质品位1. 19%。矿床走向与岩层基本平行，地表有露头，矿体赋存标高为210～115m。

 矿山原生产规模42×104 t/a，采用竖井十斜坡道开拓方式，采用无底柱分段崩落法开采，中段高度60m。目前Surda铜矿拟扩大生产规模至90×104 t/a，为充分利用资源，提出低贫损高生产能力的开采目标，需对原无底柱采矿崩落采矿法的结构参数进行优化设计。

1  散体移动规律研究

 无底柱分段崩落法进路内按步距回采，与其他采矿方法相比，矿岩动态接触面积大，废石混入量大，放矿方式及采场结构参数的合理性直接影响贫化率和回收率。

 当前采用无底柱分段崩落法开采的矿山普遍采用大断面结构参数，东北大学任凤玉教授所著的《随机介质放矿理论及其应用》-书针对漏口半径与放出量关系进行了专门研究，见表1。

 根据表1中数据分析来看，随着放矿断面的不断加大，沿进路方向出矿的有效流动宽度逐渐变小，垂直进路方向的有效流动宽度不断变大。进路断面尺寸越大，散体流动规律的受影响程度越显著。

 从图1可见，随着放矿断面的增大，散体在流轴附近的移动强度变慢，远离流轴的散体流动强度变大。而且层面高度越小，虚、实线的差异也越来越大，表明放矿断面对散体的影响程度越来越大。

 根据散体移动概率密度函数，可得放出口显著影响高度计算式，见式(1)。

 综合分析来看，通过增大放矿断面尺寸和进行全断面均匀放矿，矿石层移动条件可得到明显改善，矿石放出量可显著增加。而且矿石层高度越大，增大量的绝对值将越大，矿石层高度越小，相对值的增大量越大。因此，优化放矿进路断面设计并加强放矿管理，以此增加放矿口有效流动范围，放矿效果可得到明显改善。

2  采场结构参数确定

 影响无底柱分段崩落法放矿的采场结构参数主要有分段高度、崩矿步距和进路间距，同时为获得较低的损失贫化，放矿进路的断面尺寸是影响因素之一。

2.1进路断面

 放出口参数对放出漏斗的影响与放出体所在位置有关，又与放出体体积大小有关，此外还受散体流动性质以及放出口速度分布影响，随放矿工作的进行，散体颗粒不断下移，最终达到放出口位置，放出体方程见式(2)。

动迹线形态见图2。

 随放出口加大，近漏口部位颗粒移动迹线斜率变大，放出体下部宽度变大。

 基于散体移动规律研究并通过大断面物理模拟实验，同时考虑生产设备和生产投资，通过对4m×3m、5m×3m、6m×3m断面进行放矿试验研究，根据出矿口断面尺寸及放矿顺序综合进行24组实验，实验采用等量均匀顺序放矿和两端等量放矿两种放矿顺序进行。试验表明6m×3m断面更有利于控制矿石的损失贫化，同时综合考虑出矿设备对断面尺寸的要求，确定进路断面尺寸为6m×3m。此外，实验表明减小出矿进路与矿体下盘的距离是减小矿石损失、提高矿石总回收率的有效措施。

2.2  （中）分段高度

 无底柱分段崩落法常规设计中段高度为100～120m，分段高度15～30m，进路间距10～25m。当前应用无底柱分段崩落法的矿山，特别是一些大型新建矿山，正向大分段高度和大进路间距的方向发展。针对Surda铜矿走向长度(800m)、矿体厚度(水平厚度80m)特点，结合矿山建设规模和拟采用的中深孔凿岩设备，初步确定中段高度100m，分段高度20m。

2.3进路间距

进路间距根据式(3)确定。

 经计算，进路合理间距为19. 4～22. 4m，取20m。

2.4崩矿步距

 单从崩矿步距本身来讲，其不受采场其他参数影响，但不同的崩矿步距对矿山的生产影响较大。但如果采用的崩矿步距太小，边孔易被埋；而如果采用的步距过大，废石会提前进入放出体的椭球体中，造成上分段矿石损失较大。根据前述确定的分段高度和进路间距，针对不同的崩矿步距进行物理实验。

2.5实验方案

 结合采掘设备确定进路断面尺寸6mX 3m，考虑建设规模及拟采用的中深孔凿岩设备，分段高度和进路间距均为20m，在此基础上，针对3～3.5m(变化幅度0. 1m)崩矿步距进行物理放矿实验。

 实验在崩矿步距变化幅度0. 1m范围内分6种情况进行，由于实验室不可能进行崩矿实验，因此采用插板进行崩矿步距控制，实验结果见表2。

 通过表2可见，随崩矿步距的加大，矿石回收率明显提高。综合考虑生产效率、爆轰冲击波影响等因素，选取崩矿步距3. 5m。

3效果分析

 1)通过采场参数优化，特别是加大崩矿步距，单一进路回采每次崩矿量可达3990t，相比采用1. 8m崩矿步距时单次崩矿量提高94%。

 2)由于加大了崩矿步距，相当于最小抵抗线1. 8m的前提下每次崩落两排炮孔，减少了大型凿岩设备的移动频率，从而有效提高了设备的工作效率。

 3)每次崩落两排炮孔，与1. 8m崩矿步距相比等于减少了50%的爆破次数，相应减少了每次爆破后的排烟通风次数，提高了矿山通风效果、降低了局扇风机能耗。

 4)采用高分段、大间距矿块参数，矿石回收率提高约9%，优化后的结构参数可提高矿山年经济效益1.5亿元。